泥巖頂板下條帶煤柱加固設計研究

朱前進

(潞安環能上莊煤業有限公司，山西 襄垣 046299)

條帶開采是我國村莊下、重要建筑物下及不宜搬遷建筑 (構) 物下等壓煤開采的主要方法之一[1-2]，使用這種方法能夠使地表不發生或僅發生輕微的、均勻的移動和變形，既能實現回收部分煤炭資源，又能使地表沉陷得到有效控制[3]。但由于其內部復雜的環境因素，對于煤礦安全生產和礦區發展其他工業而言依然是潛在的災害源。

針對煤柱的失穩破壞，專家學者對此進行了大量研究并取得了豐碩成果[4-5]。但是這些研究都未考慮到頂板-煤柱為一個整體。劉洋等[6]從力學的角度出發，分析“頂板-煤柱”相互作用下的煤柱受力大小和頂板破壞機理；賀廣零等[7]依據板殼理論和非線性動力學理論對采空區煤柱-頂板系統失穩機理進行了研究，并給出了系統失穩的數學判據；陳紹杰，尹大偉等[8-9]認為砂巖頂板-煤柱結構體中砂巖破壞是煤樣內裂紋擴展貫通至其內部造成的，且隨巖煤高比增大，煤樣和砂巖破壞程度增大，煤樣更加破碎。

可以發現，對于頂板-煤柱的研究中，多是討論“煤柱-頂板”系統的破壞機理，針對泥巖頂板-煤柱共同作用下對煤柱的支護加固研究較少。伍國軍等[10]針對考慮軟弱夾層的巷道穩定性問題，提出了一種非線性損傷演化模型，并采用預應力錨索和反底拱回填及鋼拱架支護措施，有效遏制了軟弱夾層圍巖失穩變形；陳紹杰等[11]對條帶煤柱破壞失穩過程和規律進行深入分析，提出使用矸石、漿液等筑成充填墻對條帶煤柱進行加固；楊永康等[12]研究發現通過斷面優化及支護參數優化能夠有效避免大厚度泥巖頂板煤巷的多次翻修，實現一次支護的長期穩定；代小磊等[13]研究發現，對于軟碎厚泥巖頂板巷道，使用高強度大直徑短錨索配合M鋼帶、鋼筋網、加強錨索等支護措施來共同組成的高預應力短錨索支護系統，可在巷道圍巖中產生強大的疊加應力場，增強支護體系的承載能力，使圍巖變形量控制在安全范圍之內；贠東風等[14]研究發現，根據巷道圍巖條件采用錨桿錨索、大托盤、金屬網、混凝土噴層、鋼梁、鋼帶、巷道支架、腿棚等支護方式聯合支護，可以保證大傾角軟頂軟煤回采巷道支護得到長期穩定。

綜上在已有研究內容中鮮見針對泥巖-煤柱的支護，在前期論文中以對泥巖-煤柱的破壞機制做了初步探究[15]，本文針對這種破壞形式使用FLAC3D數值模擬軟件對不同形式的煤柱支護方式進行研究，并選取最佳支護形式，對后期泥巖頂板下的煤柱破壞控制有一定的理論指導及工程實踐意義。

1 FLAC3D數值模型建立

基于FLAC3D建模原理，建立煤柱數值模型，如圖1所示。數值模型[15]由頂板、煤層、底板這3部分構成。模型的尺寸為長370 m，寬100 m，高46 m，模擬地層的參數為：煤厚6 m，頂板厚20 m，底板厚20 m，埋深600 m。模型頂板上部設為自由面，在其上施加15 MPa的均布載荷。對底部位移進行約束，并對X、Y方向兩側水平位移加以約束。在條帶煤柱兩側依次開挖，每次開挖60 m，在煤柱的中部每隔1 m設置一個監測點。巖層巖性參考大南湖一礦巖性參數[16]，見表1。

表1 各巖層巖性參數[16]

圖1 數值試驗模型

2 支護加固方案及支護參數選取

在前期的研究[15]中發現頂底板為泥巖地質條件時，煤柱塑性區破壞較其他巖性頂底板較大，因此這種地質條件對于煤柱承載的長期穩定性造成了極大潛在災害影響。為使條帶煤柱能保持較高承載能力，使礦井能夠安全穩定生產，擬設計下述方案對其進行支護加固。

方案1：在煤柱兩側使用錨桿支護，錨桿為高強度加長錨桿，長度為2 400 mm，間距、排距均為800 mm。

方案2：在煤柱兩側支護方案同方案1，在頂板靠近煤柱處使用錨索支護，錨索長度為5 000 mm，間距、排距為1 000 mm。

方案3：在煤柱兩側使用錨桿、錨索聯合支護，靠近頂板處使用錨索支護，采用5 000 mm，4 000 mm，3 000 mm遞減布置；中部以下使用錨桿支護，錨桿及其布置同方案1。

方案4：在煤柱兩側支護方案同方案3，在頂板靠近煤柱處使用錨索支護，錨索長度為5 000 mm，間距、排距為1 000 mm。

錨桿采用D20 mm×2 400 mm高強度左旋連續螺紋錨桿，錨桿主要參數為彈性模量200 GPa、數值剪切剛度1.0×104MN/m2、樹脂粘結力1.0 MN/m、抗拉強度0.16 MN；頂板錨索采用D17.8 mm×5 000 mm預應力錨索，主要參數為彈性模量200 GPa、數值剪切剛度1.0×104MN/m2、樹脂粘結力2.3 MN/m、抗拉強度0.16 MN；煤柱兩側選用D17.8 mm×5 000 mm、D17.8 mm×4 000 mm、D17.8 mm×3 000 mm預應力錨索[17]；建立初始模型以后，開挖并支護相鄰巷道至運行穩定。支護示意如圖2所示。

圖2 支護方案示意

3 不同支護形式下條帶煤柱應力演化規律及塑性區分布規律

3.1 不同支護形式下條帶煤柱應力分布規律

圖3為不同支護方案下條帶煤柱中心部位應力分布。由圖分析可知：在不同支護形式下，條帶煤柱上的受力分布出現差異較大。不加支護時，其最大垂直應力出現在距煤柱邊緣7 m處，最大值為25.9 MPa，條帶煤柱未加支護時在距煤柱邊緣1～3 m處應力值遠小于方案1～方案4在此處的應力值。而且未對煤柱進行支護時，在彈性核區所承受應力也小于方案1～方案4在此處的應力值。采用方案1、方案2、方案3、方案4進行煤柱支護加固時，其最大垂直應力分別出現在距煤柱邊緣6 m、6 m、6 m、5 m處，最大值分別為27.3 MPa、28.0 MPa、28.3 MPa、31.6 MPa。方案4最大垂直應力最大且距煤柱邊緣最近，方案2、方案3最大垂直應力相近且距煤柱距離相同，方案1最大垂直應力最小且距煤柱邊緣較遠。

圖3 不同支護方案下條帶煤柱中心部位應力分布

由以上分析可知，在泥巖頂板-煤柱的地質條件下，未加支護加固的煤柱應力值要小于進行支護加固。方案1僅對煤柱進行了錨桿支護，對煤柱邊緣進行了強化，與未加支護相較，具有一定提升效果但作用不明顯，主要是由于錨桿長度較短，無法對煤柱的大變形進行較好控制。方案2在方案1的基礎上對泥巖頂板進行了錨索加固，對煤柱的加固效果要好于方案1，對頂板施加錨索，增加了頂板的強度，減輕了對煤柱的破壞。方案3針對“泥巖-煤柱”組合體的特殊破壞形式，進行了錨索-錨桿聯合支護，能夠有效地對煤柱進行加固，但頂板破壞對煤柱還是造成了較大影響。方案4在方案3的基礎上進行了頂板錨索加固，不僅針對“泥巖-煤柱”組合體進行有效控制，還對頂板進行進一步加固，有效地加固了煤柱，增加了強度。

3.2 不同巖性頂、底板下條帶煤柱塑性區分布規律

圖4為泥巖頂板不同支護方案下條帶煤柱塑性區分布規律。受泥巖頂板影響，煤柱頂部塑性區范圍大于靠近底板的塑性區[15]。開采完畢未加支護時，煤柱塑性區分布圖如圖4(a)所示，靠近頂板煤柱的塑性區范圍最大達9 m。進行方案1、方案2支護時，煤柱塑性區如圖4(b)、圖4(c)所示，其塑性區范圍達8 m。進行方案3支護時，煤柱塑性區如圖4(d)所示，其塑性區范圍達7 m。進行方案4支護時，煤柱塑性區如圖4(e)所示，其塑性區范圍達6 m，且上部破壞范圍與下部破壞范圍相差較小。

由以上分析可知，對煤柱進行支護加固能夠有效控制煤柱塑性區發育。方案1、方案2采用錨桿支護雖然對煤柱塑性區發育有一定控制作用，但長度較短，未能達到較好效果；方案3采用錨桿-錨索聯合支護，對于煤柱塑性區發育相較于方案1、方案2達到較好效果，但頂板在變形破壞過程中對下部條帶煤柱接頂部位產生一定拉力，其也不能完全達到對塑性區發育的控制，方案4在方案3的基礎上對頂板進行了進一步加固設計，使頂板得到加固，因此其對煤柱塑性區的控制效果最佳。

4 結 語

1) 針對“泥巖-煤柱”地質條件，對條帶煤柱設計了4種支護加固方案。通過模擬試驗發現，不加支護時，其最大垂直應力出現在距煤柱邊緣7 m處，最大值為25.9 MPa。而用方案1、方案2、方案3、方案4對煤柱進行加固時，最大垂直應力分別在距煤柱邊緣6 m、6 m、6 m及5 m處，最大值分別為27.3 MPa、28.0 MPa、28.3 MPa及31.6 MPa。且方案4距煤柱邊緣最近，方案1距煤柱邊緣最遠。

2) 方案1、方案2采用錨桿支護雖然對煤柱塑性區發育有一定控制作用，但控制效果較差；方案3采用錨桿-錨索聯合支護比方案1、方案2對煤柱塑性區控制效果較好，方案4對頂板進行了進一步加固設計，對煤柱塑性區的控制效果最佳。